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        基于非均質采空區(qū)滲流模型的高位鉆孔瓦斯抽采效果預測分析

        2019-08-05 01:45:16
        煤礦安全 2019年6期
        關鍵詞:遺煤上隅角高位

        趙 燦

        (1.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院,北京100013;2.煤炭資源高效開采和潔凈利用國家重點實驗室,北京100013;3.北京市煤礦安全工程技術研究中心,北京100013)

        為了有效解決高瓦斯礦井“U”型通風方式采煤工作面瓦斯易超限難題,眾多煤礦先后采用了多種新型通風方式,但每種通風方式均存在各種問題,其中偏“Y”型、“U+I”型、并列雙“U”型通風方式下工作面上隅角至尾部通風聯(lián)絡巷或尾巷之間存在采空區(qū)通風,尾部聯(lián)絡巷與瓦斯尾巷內瓦斯?jié)舛雀?、難以控制,易造成瓦斯超限,“Y”型通風沿空留巷生產(chǎn)投入太多且不利于采空區(qū)自然發(fā)火防治。綜上所述,“U”型通風方式除了具有上隅角瓦斯易超限危險隱患外,在安全性與經(jīng)濟性方面均優(yōu)于其它通風方式。高瓦斯礦井采用“U”型通風方式必須解決上隅角瓦斯超限難題,目前,采空區(qū)高位鉆孔是治理工作面上隅角瓦斯超限主要措施,郭建行等采用流體動力學數(shù)值模擬方法初步研究了高位鉆孔采空區(qū)瓦斯抽采效果[1-5],李春元采用離散元軟件模擬研究了采空區(qū)頂板裂隙發(fā)育規(guī)律,李俊賢采用相似模擬實驗方法研究了采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采效果,李彥明等采用現(xiàn)場試驗方法研究了采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采效果。為此,采用數(shù)值模擬與現(xiàn)場試驗相結合的方式,以綜采工作面回采參數(shù)、采場巷道布置、采空區(qū)瓦斯涌出源實際分布特征為基礎數(shù)據(jù),建立采空區(qū)瓦斯貯存運移數(shù)值計算模型,分析研究高位鉆孔瓦斯抽采作用下采空區(qū)瓦斯分布規(guī)律,揭示采空區(qū)高位鉆孔治理上隅角瓦斯超限作用機制,確定高位鉆孔最佳孔口負壓,并進行現(xiàn)場應用驗證。

        1 綜采工作面概況

        晉煤集團寺河礦井田含煤地層為二疊系下統(tǒng)山西組、石炭系上統(tǒng)太原組,含煤11~21層,煤層平均總厚度為11.49~13.87 m。穩(wěn)定可采煤層為 3號煤層和15號煤層,主要可采煤層為3號煤層。

        W1308綜采工作面開采3號煤層,煤層平均厚度 4.12 m,煤層平均傾角 4°,工作面采用“三進一回”“U”型通風系統(tǒng),采空區(qū)瓦斯主要來源于回采遺煤層。W1308綜采工作面布置情況如圖1。

        圖1 W1308綜采工作面布置情況

        2 采空區(qū)瓦斯貯存運移數(shù)值計算模型

        2.1 非均質采空區(qū)滲流數(shù)學物理模型

        采空區(qū)煤巖碎脹系數(shù)符合“O”型圈分布規(guī)律,采空區(qū)碎脹系數(shù)kp分布函數(shù)式見式(1)。

        式中:L為綜采工作面長度,m;x為采空區(qū)某一位置距工作面垂直距離,m;y為采空區(qū)某一位置距回風巷巷幫垂直距離,m;z為采空區(qū)某一位置距煤層底板垂直距離,m;kp.max為煤壁支撐影響區(qū)平均碎脹系數(shù),取 1.5;kp.min為壓實穩(wěn)定區(qū)中心處碎脹系數(shù),取 1.15。

        根據(jù)采空區(qū)碎脹系數(shù)計算采空區(qū)空隙率分布,根據(jù)采空區(qū)空隙率計算黏性阻力系數(shù)與慣性阻力系數(shù),計算公式見式(2)~式(4)。

        式中:n(x,y,z)為采空區(qū)某一位置空隙率,1;α(x,y,z)為采空區(qū)某一位置滲透阻力系數(shù),m-2;C(x,y,z)為采空區(qū)某一位置慣性阻力系數(shù),m-1;DP為采空區(qū)垮落巖塊平均粒度,m,取 0.25。

        根據(jù)采空區(qū)黏性阻力系數(shù)與慣性阻力系數(shù)計算采空區(qū)透氣性系數(shù),計算公式見式(5)~式(7)。

        式中:Kx為采空區(qū)某一位置x方向透氣性系數(shù),m2/(MPa2·d);Ky為采空區(qū)某一位置y方向透氣性系數(shù),m2/(MPa2·d);Kz為采空區(qū)某一位置z方向透氣性系數(shù),m2/(MPa2·d);μ為空氣功力黏性系數(shù),Pa·s;u、v、w 分別為 x、y、z 方向風速,m/s;ρf為風流密度,kg/m3。

        2.2 采空區(qū)瓦斯涌出源計算模型

        2.2.1 采空區(qū)遺煤瓦斯涌出源計算模型

        采空區(qū)遺煤來源于回采落煤,采空區(qū)遺煤瓦斯放散初始速率用工作面回采落煤初始瓦斯放散速率實測值近似代替,利用采空區(qū)遺煤厚度與綜采工作面單位體積回采落煤可解吸瓦斯量實測值可求得采空區(qū)單位面積區(qū)域遺煤可解吸瓦斯量。采空區(qū)遺煤可解吸瓦斯量為采空區(qū)遺煤在較長一段時間內的累計瓦斯放散量,計算式見式(8),式(8)描述了采空區(qū)遺煤瓦斯放散初始速率和采空區(qū)遺煤瓦斯放散衰減系數(shù)之間關系,采用迭代法求解采空區(qū)遺煤瓦斯放散衰減系數(shù)。

        式中:w0為工作面回采落煤初始瓦斯放散速率,實測值,m3/(t·min);m為采空區(qū)遺煤瓦斯涌出衰減系數(shù),min-1;t為采空區(qū)遺煤形成時間,min;T 為解吸時間,取 288 000 min(即 200 d);W(T)為采空區(qū)單位面積區(qū)域遺煤可解吸瓦斯量,m3/m2;Qv為單位體積落煤可解吸瓦斯量,實測值,m3/m3;hy為采空區(qū)遺煤厚度,m;C為工作面回采率,%;h為工作面采高,m。

        假設遺煤均勻地分布采空區(qū)底部,隨著綜采工作面不斷向前推進,綜采工作面遺煤由綜采工作面處逐漸向采空區(qū)深處轉移,距綜采工作面x位置處單位面積采空區(qū)遺煤瓦斯涌出速率w(x)為:

        式中:x為采空區(qū)遺煤距離綜采工作面的距離,m;u為綜采工作面推進速度,m/min。

        2.2.2 采空區(qū)鄰近煤層瓦斯涌出源計算模型

        假設鄰近煤層吸附游離瓦斯均勻分布,處于采空區(qū)斷裂帶內的鄰近煤層瓦斯向開采煤層運移,鄰近煤層瓦斯涌出量計算計算公式見式(11),鄰近煤層瓦斯涌出計算中需本煤層開采工作面煤壁瓦斯涌出量數(shù)據(jù),正常生產(chǎn)班期間整個綜采工作面煤壁平均瓦斯涌出量計算公式見式(14)。

        式中:QH為鄰近層煤層瓦斯涌出量,m3/min;Qbave為開采層煤壁瓦斯涌出量,m3/min;mi為鄰近煤層厚度,m;ηi為鄰近煤層的排放程度系數(shù);ηs為上鄰近層瓦斯的排放程度系數(shù);ηx為下鄰近層瓦斯的排放程度系數(shù);H為鄰近層與開采層的層間距,m;L為綜采工作面長度,m;q0為工作面煤壁剛暴露時單位面積煤壁的瓦斯涌出強度,m3/(m2·min);a為工作面煤壁瓦斯涌出衰減系數(shù),min-1;V為采煤機割煤時期平均牽引速度,m/min;Tc為正常生產(chǎn)班期間,采煤機完成1次割煤周期所用時間,min。

        2.3 采空區(qū)頂板斷裂帶數(shù)值模擬計算

        采空區(qū)頂板斷裂帶高度確定采用UDEC離散元分析軟件建立開采數(shù)值計算模型[6],頂?shù)装鍘r性分布情況見表1,回采期間采空區(qū)頂板裂隙演化過程計算模型如圖2,研究工作面煤層開采后上覆巖層移動破裂情況,確定工作面回采期間采空區(qū)頂板覆巖垮落帶和斷裂帶高度。工作面推進過程中采空區(qū)頂板覆巖垮落情況如圖3。由圖3,工作面自開切眼推進至45 m處,工作面基本頂懸露面積超過極限跨距,出現(xiàn)了基本頂初次破斷垮落,此時“垮落帶”高度13 m;工作面推進到80 m時,“垮落帶”高度發(fā)展至54 m;工作面推進至110 m處,“垮落帶”高度穩(wěn)定在54 m;工作面進一步推進達至140 m,縱向上裂隙發(fā)育高度無明顯變化,說明“三帶”覆巖運動基本穩(wěn)定。綜上所述,該工作面“垮落帶”高度13 m,“斷裂帶”高度54 m,根據(jù)計算結果確定高位鉆孔布置層位。

        表1 頂?shù)装鍘r性分布情況

        2.4 采空區(qū)瓦斯貯存運移幾何模型

        利用Gambit幾何建模軟件建立采空區(qū)瓦斯貯存運移幾何模型,模型中將采空區(qū)、回風巷、進風巷、工作面近似設置為長方體,其具體尺寸分別為:進風巷和回風巷尺寸為寬×高=5.0 m×4.0 m;工作面尺寸為長×寬×高=210 m×6.5 m×4 m;采空區(qū)尺寸為長×寬×高=400 m×210 m×55 m;在回風側采空區(qū)斷裂帶設計布置7個高位鉆孔,孔徑為250 mm,鉆孔間距為 10 m,1#、3#、5#、7#高位鉆孔布置于距開采煤層頂板30 m位置高度,2#、4#、6#高位鉆孔布置于距開采煤層頂板37 m位置高度。W1308綜采工作面采空區(qū)與高位走向鉆孔幾何模型如圖4。

        圖2 回采期間采空區(qū)頂板裂隙演化過程計算模型

        圖3 工作面推進過程中采空區(qū)頂板覆巖垮落情況

        圖4 W1308綜采工作面采空區(qū)與高位走向鉆孔幾何模型

        2.5 采空區(qū)瓦斯貯存運移數(shù)學物理模型

        利用UDF二次開發(fā)工具將采空區(qū)空隙率非均勻分布函數(shù)、采空區(qū)瓦斯涌出源非均勻分布函數(shù)添加到Fluent流體動力學軟件中的均質多孔介質模型中,建立非均質采空區(qū)瓦斯?jié)B流模型,UDF二次開發(fā)函數(shù)列表見表2,數(shù)值計算模型所使用的實測參數(shù)取值列表見表3。

        表2 UDF二次開發(fā)函數(shù)列表

        表3 數(shù)值計算模型所使用的實測參數(shù)取值列表

        3 采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采效果分析

        W1308綜采工作面z=2 m平面采空區(qū)內氣壓分布情況如圖5,回風側采空區(qū)內氣壓明顯小于進風側采空區(qū),進風側瓦斯勢必向回風側運移,但在高位鉆孔作用下,上隅角附近采空區(qū)區(qū)域氣壓突然升高,一定程度上遏制了回風側瓦斯向上隅角方向涌出,回風側瓦斯向采空區(qū)上方的高位鉆孔方向運移,改善了上隅角處瓦斯聚集情況[7]。

        圖5 W1308綜采工作面巷道底板2 m平面上氣壓分布對比

        W1308綜采工作面z=2 m平面采空區(qū)內瓦斯分布情況如圖6。在高位鉆孔作用下,在采空區(qū)淺部形成了上隅角區(qū)域形成1條寬度為10~15 m的低瓦斯?jié)舛雀綦x帶,抑制采空區(qū)瓦斯向工作面上隅角方向運移積聚,極大地降低了上隅角瓦斯?jié)舛取?/p>

        圖6 W1308綜采工作面巷道底板2 m平面上瓦斯分布對比

        高位鉆孔孔口負壓30 kPa條件下個高位鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)如圖7,高位抽采鉆孔瓦斯?jié)舛染_到35%以上,其中最大值達到65%,各高位鉆孔的瓦斯抽采數(shù)據(jù)存在一定差異,與采空區(qū)滲透率及鉆孔位置相關。

        圖7 高位鉆孔孔口負壓30 kPa條件下各高位鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)

        工作面關鍵位置瓦斯?jié)舛入S高位鉆孔孔口負壓的變化規(guī)律如圖8,符合二次多項式關系。

        圖8 不同高位鉆孔孔口負壓下工作面瓦斯?jié)舛惹闆r

        對高位鉆孔孔口負壓與上隅角瓦斯?jié)舛戎g關系、高位鉆孔孔口負壓與W13082回風巷瓦斯?jié)舛戎g關系進行定量擬合,符合二次多項式關系,擬合度達到 95%以上,見式(14)、式(15)。

        式中:CUP為上隅角瓦斯?jié)舛龋?;Crd為W13082回風巷瓦斯?jié)舛龋?;pf為高位鉆孔孔口負壓,kPa。

        由圖8可以看出,上隅角瓦斯?jié)舛入S著抽采負壓的增大而較少,但負壓增大到一定程度時,濃度反而上升,說明高位鉆孔負壓作用下致使大量鄰近層瓦斯涌向開采煤層,瓦斯擴散運移能力超過高位鉆孔的瓦斯攔截能力閾值,高位鉆孔無法將瓦斯封存在采空區(qū)內,瓦斯涌向回采工作面,導致上隅角瓦斯?jié)舛壬遊8-10]。

        由式(14)可得,高位鉆孔孔口負壓為 25.6 kPa時,上隅角瓦斯?jié)舛茸钚?.53%,W13082回風巷瓦斯?jié)舛葹?.33%;由式(15)可得,高位鉆孔孔口負壓為26.3 kPa時,W13082回風巷瓦斯?jié)舛茸钚?.31%,上隅角瓦斯?jié)舛葹?.54%。因上隅角瓦斯?jié)舛让黠@高于回風巷,上隅角瓦斯超限危險高于回風巷,高位鉆孔孔口負壓選擇26.3 kPa,使上隅角瓦斯?jié)舛葘⒅磷畹汀?/p>

        4 采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采效果現(xiàn)場應用驗證

        采用高位鉆孔對W1308工作面回采期間采空區(qū)瓦斯進行立體化抽采,根據(jù)上述模擬結果,選取了20、25、30 kPa 3種抽采負壓進行了現(xiàn)場試驗,試驗結果表明孔口負壓在25 kPa時,抽采效果最佳,結合數(shù)值模擬結果最終確定高位鉆孔孔口負壓為26.3 kPa,工作面回采期間實測了上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛茸兓€,上隅角瓦斯?jié)舛炔▌訁^(qū)間為0.51%~0.65%,W13082 回風巷瓦斯?jié)舛炔▌訁^(qū)間為0.24%~0.43%,數(shù)值模擬結果與實測結果平均值之間相對誤差在10%以內,原因是數(shù)值計算模型參數(shù)無法與實際現(xiàn)場完全一致,但10%以內相對誤差可以滿足工程技術指導要求。采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采模擬與實測結果對比見表4。

        表4 采空區(qū)高位鉆孔瓦斯抽采模擬與實測結果對比

        5 結論

        1)綜合考慮W1308綜采工作面回采技術參數(shù)和瓦斯涌出參數(shù),建立了采空區(qū)瓦斯涌出源精準計算模型,為采空區(qū)瓦斯立體化抽采措施數(shù)值模擬提供可靠的瓦斯涌出源參數(shù);利用UDF二次開發(fā)工具對FLUENT本身多孔介質模型進行改造,建立符合“O”型圈空隙分布特征的非均質采空區(qū)滲流模型。最終建立與現(xiàn)場實際情況十分接近的采空區(qū)瓦斯貯存運移數(shù)值計算模型。

        2)采用UDEC離散元分析軟件計算得到W1308綜采工作面“垮落帶”高度13 m,“斷裂帶”高度54 m,根據(jù)計算結果確定了高位鉆孔布置層位。

        3)利用數(shù)值模擬方法揭示了高位鉆孔治理上隅角瓦斯超限機理,高位鉆孔致使上隅角附近采空區(qū)氣壓驟然升高,有效抑制采空區(qū)瓦斯向上隅角區(qū)域積聚,上隅角附近采空區(qū)淺部形成了具有一定寬度低瓦斯?jié)舛葏^(qū)域隔離帶;但高位鉆孔負壓過大致使大量鄰近層瓦斯涌向開采煤層,反而會導致上隅角瓦斯?jié)舛壬摺?/p>

        4)利用數(shù)值模擬方法,通過監(jiān)測工作面上隅角瓦斯?jié)舛扰c回風巷瓦斯?jié)舛?,確定W1308綜采工作面高位鉆孔最佳抽采負壓為26.3 kPa。采取高位鉆孔措施后,現(xiàn)場實測瓦斯?jié)舛冉Y果與數(shù)值模擬結果之間的相對誤差小于10%,研究結果表明UDF二次開發(fā)的采空區(qū)瓦斯貯存運移數(shù)值計算模型可用于預測分析高位走向鉆孔瓦斯抽采效果。

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